搜索
您的当前位置:首页正文

青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

来源:汇智旅游网
第28卷 第6期 2010年12月 青海大学学报(自然科学版) Journal of Qinghai University(Nature Science) VoL 28 No.6 Dec.2010 青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 赵玉卿,孙晓华,周 蔚,张殷云 (青海省地质矿产测试应崩中心,青海西宁810008) 摘要:为了解决青海某铜铅锌多金属硫化矿在选矿过程中铜铅锌难分离的问题,试验采用优先 浮选流程以及再磨工艺,使用无毒抑制剂使铜与铅锌得到有效分离,获得合格铜精矿。闭路试 验获得铜精矿铜品位为20.12%、回收率为87.37%,铅锌混合精矿铅+锌品位为48.49%,铅 回收率为76.90%,锌回收率为82.76%的较好指标。 关键词:铜铅锌矿;优先浮选;矿石嵌布粒度 、 中图分类号:TD95 文献标志码:A 文章编号:1006—8996(2010)06—0053—05 Research on the ore selection in a copper--lead--zinc multimetals vulcanization ore in Qinghai ZHAO Yuqing,SUN Xiaohua,ZHOU Wei,ZHANG Qiyun (Qinghai Province Geology Ore Testing and Application Center,Xining 8 1 0008,China) Abstract:In order to solve the problems of copper,lead and zinc dificultf separation during an ore selection process from a copper—lead—zinc muhimetals vulcanization ore in Qinghai,the preferential lotation selectifon and a regrinding process are used in an experiment and this can make the copper to be separated with lead and zinc by using an innocuous depressor to obtain a fine copper ore.Some experimental results for the copper fine ore obtained in a closed circuit experiment are as follows:the copper quality facfors 20.12%,recovery rate 87.37%,for lead and zinc mix fine ore,lead and zinc quality factors 48.49%,lead recovery rafe 76.90%and zinc recovery rare 82.76%. Key words:copper—lead・zinc ore;preferential flotation selection;ore—embed grain size 青海某铜铅锌多金属矿地处三江源自然保护区边缘,为铜铅锌多金属硫化矿。该矿中矿物种类较 多,有用矿物共生关系密切,矿石矿物嵌布粒度不均匀,以微细粒为主,使得铜铅锌的分选分离较为困 难,且矿区处在环境敏感区,因此在选矿方法上选择优先浮选法,采用无毒抑制剂分离铜铅锌,获得合格 精矿。 1 材料与方法 1.1 试验原料与仪器试验矿石取自青海某矿山,矿石中主要矿石矿物为黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、方 铅矿、黝铜矿以及微量的斑铜矿、磁黄铁矿等。脉石矿物主要有重晶石、石英、碳酸盐、玉髓以及少量的 绢云母、帘石类等。主要矿物黄铜矿、闪锌矿、方铅矿均以微细粒集合体形式产出,矿物问相互交代作用 强烈,可解离性较差。原矿多元素分析结果见表1,原矿铜、铅、锌物相分析结果分别见表2、表3和表4。 表1 原矿多元素化学分析 Tab.1 The chemical analysis on original ore elements 堕坌 含量 竺 3.84 竺 7.26 6.66 : :‘ 1.2 g‘!:。 ! :! l21 l3 57 竺 l5.25 2.5 丝 ! 竺 l 04 2.56 竺 0.072 竺 19 收稿日期:2010—07—14 作者简介:赵玉卿(1987一),女,青海西宁人,助理工程师。 54 青海大学学报 第28卷 表2铜的物相分析 物相结果显示,铜、铅主要以硫化物形式存在,锌矿物成分复杂,以硫化物形式存在的占56.74%, 其他形态锌矿物存在的占37.23%。 所采用的主要试验设备以及分析仪器有:q ̄200×240 mm球磨机;XFD63型单槽浮选机;电感耦合 等离子体发射光谱仪(美同热电)。 1.2试验方法试验采用优先浮选法回收矿石中的铜、铅、锌。 2结果与讨论 2.1铜浮选药剂条件 2.1.1 铜粗选抑制剂种类及用量 由于采用铜优先浮选流程,铜粗选作业中对铅锌的抑制尤为重要, 该矿地处三江源边缘区,考虑到对环境的保护,对锌的抑制宜采用无毒的亚硫酸钠与硫酸锌组合¨ ,铅 抑制剂宜选择抑铅剂 ,以此进行铜粗选凋整剂种类用量试验,试验中捕收剂丁胺黑药用量27 t,起 泡剂松醇油用量21 g/t。试验结果见表5。 表5铜粗选抑制剂种类及用量 第6期 赵玉卿等:青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 55 由试验结果可知,铜粗选段最佳调整剂组合及用量为:Na:s0,(1 200 g/t)+ZnSO (1 200 g/t),抑 铅剂600 g/t。 2.1.2铜浮选捕收剂种类及用量铜捕收剂选择丁胺黑药和选铜1 药进行试验,调整剂为Na SO,(1 200 g/t)+ZnSO4(1 200 g/t),抑铅剂600 g/t,试验结果见表6。 表6铜浮选捕收剂种类及用量 Tab.6 The type and dosage of the coliecter for copper flotation selection 从试验结果可以看出,选铜1 药较丁胺黑药对该矿中的铜有明显的捕收作用,铜的回收率最高达 95%,综合考虑铜粗精矿中铅锌的含量,铜捕收剂选用选铜1 药,用量为27 t较为适宜。 2.2铜粗选磨矿细度磨矿细度是浮选一个重要工艺条件,合理的磨矿细度既要保证各目的矿物的充 分单体解离,又要避免过粉碎的发生 。根据原矿性质,结合矿石嵌布粒度,进行了铜粗选磨矿细度一 741.zm分别占80%、85%、90%的试验。试验结果见表7。 表7铜粗选磨矿细度 Tab.7 The ore grinding fineness for copper selection roughly 试验结果表明,随着磨矿细度的增加,铜粗精矿品位变化不大,而回收率呈上升趋势,当磨矿细度 一74 Ixm占85%时,回收率趋于平稳。铜粗精矿中铅、锌分布变化不明显。综合考虑,选择磨矿细度 74 txm占85%为铜粗选的磨矿细度。 从表6试验结果可以看出铜粗精矿中Ph、zn含量仍较高,经显微镜下观察 一2.3铜二段精选磨矿细度发现铜铅锌大部分以连生体形式存在,为了得到合格的铜精矿,使Cu、Ph、zn能够单体解离,需进行铜 粗精矿的再磨,选择二段磨矿细度一38 Ixm分别占85.2%,87.0%,93.4%进行试验,试验结果见表8。 56 青海大学学报 第28卷 试验结果显示,随着磨矿细度的增加,铜精矿品位逐渐上升而铅锌品位逐渐下降。经过对比,选择 二段磨矿细度一38 m占87.0%为最佳磨矿细度较为适宜。 2.4铅粗选试验原矿经过一粗一扫铜优先浮选后的选铜尾矿进行铅的优先浮选。选择选铅1#、石 灰及丁基胺黑药作为铅选别的药剂组合分别进行条件试验。试验结果见表9。 表9铅粗选试验结果 Tab.9 The test results for lead selection roughly 试验结果显示,随着石灰用量的增加,铅的回收率及品位呈波形变化,考虑到粗选阶段以回收率为 主,选择石灰用量为500 g/t。对选铅1 来说,随其用量的增加,铅回收率及品位呈上升趋势,r大i此选择 选铅l 用量60 g/t为宜。对丁基胺黑药来说,随着用量的增加,铅品位呈下降趋势,【亘f收率以5 g/t为 宜。 2.5锌粗选试验以选铅尾矿进行锌粗选条件试验,选择CuSO 作为活化剂,丁胺黑药作为捕收剂。 试验结果见表l0。 表l0锌粗选试验结果 Tab.10 The test results for zinc selection roughly 试验结果显示,随着CuSO 用量的增加,锌品位及回收率逐渐升高,因此选择CuSO 刚量200 g/t 为宜。对丁胺黑药来说,随着用量的增加,选锌指标变化趋于平缓,综合考虑选择丁胺黑药朋量30 g/t。 3 浮选闭路流程 在上述条件试验的基础上,选择每段浮选过程中的药剂制度进行优先浮选闭路流程试验。闭路实 验的目的就是考察中矿返回的路径以及药剂对整个浮选的影响使其达到最佳的选别技术指标。闭路试 验工艺流程如图l所示,闭路试验结果见表11。 第6期 赵玉卿等:青海某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 原矿(-1一) ●____-●_I -57 74p,m ̄85% 丫Na2so Ils0l4+铅抑制剂 1200+1200+600 I选铜1・27 l 2 油 21 F!=! ! NalSO3-I-ZnSO4 5OO+50O I ’ l选铜l 22.5 IL 、1~1 油 9 F 选铜l 9 l f F — mI I  ̄/87%I A-, — + lL——————厂1、L_J lCaO 500 I撬船1 m .l丁胺黑药92 广————]cus0. 200  I1丁胺黑药13.8 。 ,, , 早 铜精矿 铅锌精矿 尾矿 原矿Cu/%Pb/%品位 Zn/%Au/(g.t一 )Arc'(g.t一 ) 5.17 1.13 0.55 1.49 Cu/%Pb/%回收率 Zn/%AJ(g.t一 )Ag/(g.c一’) 60.91 】7.05 22 04 100.00 l7.60 22.54 59.86 lO0.O0 2O.12 7.61 4.95 1.74 24.2O 24.29 0.20 0.50 0.45 3.93 7.O0 6.53 307 261 l5.2 121 87.37 l8.88 13.17 9.68 76.90 82.76 2.95 4.22 4.07 100.00 100.00 100.00 44.30 48.24 7.46 100.00 4 结语 (1)试验所用矿石为含金银多金属硫化矿,矿石中矿物种类较多,矿物组合复杂。主要矿物嵌布粒 度微细,并且粒度变化较大,矿物间相互交代作用强烈,不利于解理和分选,属难选矿石类型。 (2)经过多条件多因素试验,最终推荐采用两段磨矿,铜两次粗选,一次扫选,四次精选的铜选别流 程,铅一次粗选、一次精选,锌一次粗选,一次扫选,一次精选的铅锌选别流程。 (3)经过产品考察可知,铜精矿以及铅锌精矿中的铅的粒度非常细小,大部分均小于20 m,这部 分铅以方铅矿一黄铜矿连生体的形式以及铅锌连生体的形式被富集到铜精矿、铅锌精矿中,用物理选矿 方法无法进行分离回收。 (4)取得的最终闭路试验指标为:铜精矿品位为20.12%、回收率为87.37%,铅锌混合精矿铅+锌 品位为48.49%,铅回收率为76.90%,锌回收率为82.76%,伴生金总回收率为77.96%,伴生银总回收 率为92.54%。 参考文献: [1]魏明安,孙传尧.硫化铜、铅矿物浮选分离研究现状及发展趋势[J].矿冶,2008(6):6一l6 [2]胡为柏.浮选[M].北京:冶金工业出版卒十,1983:241—286. [3]王云,张丽军.复杂铜铅锌多金属矿选矿试验研究[J].有色金属,2007(6):1—6. (责任编辑杨君丽) 

因篇幅问题不能全部显示,请点此查看更多更全内容

Top